申请/专利权人：中冶北方(大连)工程技术有限公司

申请日：2018-08-01

公开（公告）日：2020-07-28

公开（公告）号：CN109013068B

主分类号：B03D1/018(20060101)

分类号：B03D1/018(20060101);B04B5/10(20060101);B03C1/02(20060101);B03D101/02(20060101);B03D101/06(20060101);B03D101/04(20060101);B03D103/04(20060101)

优先权：

专利状态码：有效-授权

法律状态：2020.07.28#授权;2019.01.11#实质审查的生效;2018.12.18#公开

摘要：本发明涉及一种铜矿的提质降杂工艺，将铜品位为2.5%，铁品位为3%的原矿给入一段旋流器闭路磨矿分级作业，粒度为‑0.074mm占55%的一段旋流器闭路磨矿分级的溢流给入一次铜、铁混合浮选作业和磁选作业，磁选作业精矿一并给入二段旋流器闭路磨矿分级作业，‑0.074mm占95%的二段旋流器闭路磨矿分级的溢流给入由离心机组成的重选作业，重选作业的精矿给入二次铜、铁分离浮选作业，所述的二次铜、铁分离浮选作业采用连续四次精浮选作业，最终获得铜精矿。本发明能够有效的对铜矿中的铁进行脱出，同时还能获得铜品位为32%、铜回收率为88%、铁品位为3.2%，铁回收率7.3%，产率6.88%的铜精矿。

主权项：1.一种铜矿的提质降杂工艺，其特征在于，将铜品位为2.5%，铁品位为3%的原矿给入一段旋流器闭路磨矿分级作业，粒度为-0.074mm占55%的一段旋流器闭路磨矿分级的溢流给入一次铜、铁混合浮选作业和磁选作业，磁选作业精矿一并给入二段旋流器闭路磨矿分级作业，-0.074mm占95%的二段旋流器闭路磨矿分级的溢流给入由离心机组成的重选作业，重选作业的精矿给入二次铜、铁分离浮选作业，所述的二次铜、铁分离浮选作业采用连续四次精浮选作业，最终获得铜精矿；所述的铜、铁混合浮选作业为正浮选作业，采用一次粗浮选+一次精浮选+二次扫浮选流程，一次粗浮选的泡沫精矿给入一次精浮选，粗浮选的底流尾矿给入一次扫浮选，一次扫浮选的底流尾矿给入二次扫浮选，一次精浮选的底流尾矿和一次扫浮选的泡沫精矿返回粗浮选，二次扫浮选泡沫精矿返回一次扫浮选，一次精浮选泡沫精矿作为磁选作业的给矿，其铜品位为14%，铜回收率为97%，铁品位为12%；所述的磁选作业采用一次强磁粗选和强磁扫选，是将铜品位为14%，铜回收率为97%，铁品位为12%的一次精浮选泡沫精矿一次强磁粗选，一次强磁粗选的场强为8000GS，强磁扫选的场强为6000GS，强磁粗选的尾矿给入强磁扫选，强磁扫选的精矿和强磁粗选的精矿合并为铜品位为15.4%，铜回收率为95%，铁品位为4.5%的磁选作业精矿。

全文数据：一种铜矿的提质降杂工艺技术领域[0001]本发明属于铜矿选矿技术领域，特别是涉及一种铜矿的提质降杂工艺。背景技术[0002]当前很多铜矿为硫化物，这种硫化的铜矿常伴生有一定的硫化的铁矿。铜矿物主要为黄铜矿，其次为辉铜矿、蓝辉铜矿、斑铜矿、铜蓝等;铁矿物主要为黄铁矿，其次为磁黄铁矿等。[0003]这些铜矿原矿中含铜大多在2-4%，含铁3%〜4%。铁矿物和铜矿物一样同为硫化矿物在铜矿浮选的时候极易混杂在铜精矿中，在铜精矿中铁的品位很容易超过10%以上从而相对的降低了铜的品位，并增加了后续的铜的冶炼的造渣成本，严重的影响了铜精矿的售价，降低了选矿厂的经济效益。发明内容[0004]本发明的目的是一种能够有效的对铜矿中的铁进行脱出，有效提高铜精矿中铜的品位的铜矿的提质降杂工艺。[0005]本发明的目的是通过下述技术方案来实现的：本发明的一种铜矿的提质降杂工艺，其特征在于，将铜品位为2.5%，铁品位为3%的原矿给入一段旋流器闭路磨矿分级作业，粒度为-0.074mm占55%的一段旋流器闭路磨矿分级的溢流给入一次铜、铁混合浮选作业和磁选作业，磁选作业精矿一并给入二段旋流器闭路磨矿分级作业，-0.074mm占95%的二段旋流器闭路磨矿分级的溢流给入由离心机组成的重选作业，重选作业的精矿给入二次铜、铁分离浮选作业，所述的二次铜、铁分离浮选作业采用连续四次精浮选作业，最终获得铜精矿。[0006]所述的浮选作业为正浮选作业，采用一次粗浮选+—次精浮选+二次扫浮选流程，一次粗浮选的泡沫精矿给入一次精浮选，粗浮选的底流尾矿给入一次扫浮选，一次扫浮选的底流尾矿给入二次扫浮选，一次精浮选的底流尾矿和一次扫浮选的泡沫精矿返回粗浮选，二次扫浮选泡沫精矿返回一次扫浮选，一次精浮选泡沫精矿作为磁选作业的给矿，其铜品位为14%，铜回收率为97%，铁品位为12%。[0007]在所述的一次粗浮选中加入I000gt^r的脉石抑制剂水玻璃，200gt^r的捕收剂丁黄药、25gt辦•的起泡剂2#油；在一次精浮选中加入500gt^r的脉石抑制剂水玻璃，或将一次粗浮选中加入的脉石抑制剂水玻璃加入到一段旋流器闭路磨矿分级作业的磨机中。[0008]所述的磁选作业采用一次强磁粗选和强磁扫选，是将铜品位为14%，铜回收率为97%，铁品位为12%的一次精浮选泡沫精矿一次强磁粗选，一次强磁粗选的场强为8000GS，强磁扫选的场强为6000GS，强磁粗选的尾矿给入强磁扫选，强磁扫选的精矿和强磁粗选的精矿合并为铜品位为15•4%，铜回收率为95%，铁品位为4.5%的磁选作业精矿。[0009]所述的重选作业采用一次离心机粗选+连续两次离心机精选作业流程，一次离心机粗选的精矿给入一次离心机精选，一次离心机精选的精矿给入二次离心机精选，一次离心机及二次离心机精选的尾矿返回一次离心机粗选，二次离心机精选精矿作为二次铜、铁分离浮选作业的给矿，其铜品位为22.5%、铜回收率为91%、铁品位为4.2%。[0010]所述的一次离心机粗选+连续两次离心机的转速为400〜500rmin。[0011]所述的连续四次精浮选作业为二次精浮选，三次精浮选、四次精浮选和五次精浮选，连续四次精浮选作业依次加入4〇〇gt^r、3〇〇gt^r、4〇〇gt^矿、15〇gt^r的脉石抑制剂水玻璃，15^八给矿、12^1:就、9^1:输、3^八鮮的铁矿物抑制剂玉米淀粉，和18^墙;广、150gt额n120gtgr、80gtw的铜矿物捕收剂丁黄药，二次精浮选的泡沫精矿给入三次精浮选，三次精选的泡沫精矿给入四次精选，四次精选的泡沫精矿给入五次精浮选，五次精浮选的精矿为最终铜精矿，其铜品位为32%、铜回收率为88%、铁品位为3.2%，铁回收率7.3%，产率6.88%，五次精浮选的底流尾矿返回三次精浮选、四次精浮选的底流尾矿返回二次精浮选、三次精浮选底流尾矿和离心粗选的尾矿一并返回一次精浮选，二次扫浮选的尾矿，强磁扫选的尾矿和二次精浮选的底流尾矿为最终尾矿，尾矿的铜品位为0.32%、铜回收率为12%、铁品位为2•99%、铁回收率为92•7%、产率为93.12%。[0012]本发明的优点是：1本发明的工艺流程先采用铜，铁混合浮选甩尾，在浮选的初级阶段甩去了大部分尾矿，获得铜品位为14%，铜回收率为97%，铁品位为12%。混合浮选甩尾的方式大大降低了后续作业的处理量，降低了设备投资和运营费用。[0013]2本发明的工艺流程采用了强磁粗选-强磁扫选作业的方式对混合浮选的精矿进行初级除铁作业，高场强的强磁选有效的去除了混合浮选精矿中的弱磁性铁矿物，混合浮选精矿的铁品位由12%降到4.5%。[0014]3本发明的工艺流程对二段磨矿后的产品进行离心机分选，利用了离心机的离心力和重力的综合分选能力对微细粒的二段磨矿产品进行了再次将杂体质，获得了铜品位为22•5%、铜回收率为91%、铁品位为4•2%的指标，提质效果明显，为浮选出铁创造了有力的条件。[0015]4本发明的工艺流程对离心选的精矿产品进行分离浮选，连续四次精浮选中加入铁矿物抑制剂玉米淀粉除去了绝大部分非磁性铁矿物，最终精矿中铁品位为3.2%，优化了铜精矿的产品指标，降低了后续铜精矿冶炼的造渣成本。[0016]5本发明的工艺流程二段磨矿后的铜精矿浮选采用了连续四次精浮选作业，并且采用了跨越式尾矿返回作业，即底流尾矿返回上级精选作业，这种方式相对于传统的向上级精选返回的方^；，返回的部分增加了一段精浮选作业的时间，在保证了最终精矿品位的同时，有效的提高了精矿的回收率。最终获得了铜品位为32%、铜回收率为88%优秀选矿指标。附图说明[0017]图1为本发明的流程结构图。具体实施方式[0018]下面结合附图进一步说明本发明的具体实施方式。_9]如图1所示，本发明的一种铜矿的提质降杂工艺，其特征在于，将铜品位为2.5%，铁品位为3%的原矿给入一段旋流器闭路磨矿分级作业，粒度为-〇.〇74mm占55%的一段旋流器闭路磨矿分级的溢流给入一次铜、铁混合浮选作业和磁选作业，所述的浮选作业为正浮选作业，采用一次粗浮选+—次精浮选+二次扫浮选流程，一次粗浮选的泡沫精矿给入一次精浮选，粗浮选的底流尾矿给入一次扫浮选，一次扫浮选的底流尾矿给入二次扫浮选，一次精浮选的底流尾矿和一次扫浮选的泡沫精矿返回粗浮选，二次扫浮选泡沫精矿返回一次扫浮选，一次精浮选泡沫精矿作为磁选作业的给矿，其铜品位为14%，铜回收率为97%，铁品位为12%。在浮选的初级阶段甩去了大部分尾矿，混合浮选甩尾的方式大大降低了后续作业的处理量，降低了设备投资和运营费用。[OOM]在所述的一次粗浮选中加入100^八藏的脉石抑制剂水玻璃，200gt纟献的捕收剂丁黄药、25gt翁r的起泡剂2#油;在一次精浮选中加入500gW的脉石抑制剂水玻璃，或将一次粗浮选中加入的脉石抑制剂水玻璃加入到一段旋流器闭路磨矿分级作业的磨机中。本发明如果将一次粗浮选的脉石抑制剂水玻璃加入到一段磨矿作业中而非传统的浮选槽中，不仅增加了抑制剂与矿物的接触时间，而且有利于抑制剂在磨矿的时候在脉石矿物表面的附着，优化了脉石的抑制效果。[0021]本发明所述的磁选作业采用一次强磁粗选和强磁扫选，是将铜品位为14%，铜回收率为97%，铁品位为12%的一次精浮选泡沫精矿一次强磁粗选，一次强磁粗选的场强为8000GS，强磁扫选的场强为6000GS，强磁粗选的尾矿给入强磁扫选，强磁扫选的精矿和强磁粗选的精矿合并为铜品位为15.4%，铜回收率为95%，铁品位为4.5%的磁选作业精矿。本发明采用了强磁粗选-强磁扫选作业的方式对混合浮选的精矿进行初级除铁作业，高场强的强磁选有效的去除了混合浮选精矿中的弱磁性铁矿物，混合浮选精矿的铁品位由12%降到4.5%。[0022]本发明磁选作业精矿一并给入二段旋流器闭路磨矿分级作业，-0.074mm占95%的二段旋流器闭路磨矿分级的溢流给入由离心机组成的重选作业，所述的重选作业采用一次离心机粗选+连续两次离心机精选作业流程，一次离心机粗选的精矿给入一次离心机精选，一次离心机精选的精矿给入二次离心机精选，一次离心机及二次离心机精选的尾矿返回一次离心机粗选，二次离心机精选精矿作为二次铜、铁分离浮选作业的给矿，其铜品位为22.5%、铜回收率为91%、铁品位为4•2%。[0023]所述的一次离心机粗选+连续两次离心机的转速为400〜5〇Ormin。[0024]利用了离心机的离心力和重力的综合分选能力对微细粒的二段磨矿产品进行了再次将杂体质，获得了铜品位为22.5%、铜回收率为91%、铁品位为4•2%的指标，提质效果明显，为浮选出铁创造了有力的条件。[0025]重选作业的精矿给入二次铜、铁分离浮选作业，所述的二次铜、铁分离浮选作业采用连续四次精浮选作业，最终获得铜精矿。[0026]所述的连续四次精浮选作业为二次精浮选，三次精浮选、四次精浮选和五次精浮选，连续四次精浮选作业依次加入400gt錄r、3〇Ogt巍r、400gt额r、150gt^r的脉石抑制剂水玻璃，150gt翁r、120gt翁r、90gt巍r、30gt给矿的铁矿物抑制剂玉米淀粉，和180gt给矿、150gt^r、120gt纟纟矿、80gt^r的铜矿物捕收剂丁黄药，二次精浮选的泡沫精矿给入三次精浮选，三次精选的泡沫精矿给入四次精选，四次精选的泡沫精矿给入五次精浮选，五次精浮选的精矿为最终铜精矿，其铜品位为32%、铜回收率为88%、铁品位为3•2%，铁回收率7•3%，产率b。，力_认相仔®的底、f尾矿返回三次精浮选、四次精浮选的底流尾矿返回二次精浮选、三次精浮选底流尾矿和离心粗选的尾矿一并返回一次精浮选，二次扫浮选的尾矿，强磁扫选的尾矿和一次精浮选的底流尾矿为最终尾矿，尾矿的铜品位为0•32%、铜回收率为12%、铁品位为2•99%、铁回收率为92•7%、产率为93.12%。[0027]连续四次精浮选中加入铁矿物抑制剂玉米淀粉除去了绝大部分非磁性铁矿物，最终精矿中铁品位为3.2%，优化了铜精矿的产品指标，降低了后续铜精矿冶炼的造渣成本。[0028]同时还采用了跨越式尾矿返回作业，即底流尾矿返回上级精选作业，这种方式相对于传统的向上级精选返回的方式，返回的部分增加了一段精浮选作业的时间，在保证了最终精矿品位的同时，有效的提高了精矿的回收率。最终获得了铜品位为32%、铜回收率为88%优秀选矿指标。

权利要求：1.一种铜矿的提质降杂工艺，其特征在于，将铜品位为2.5%，铁品位为3%的原矿给入一段旋流器闭路磨矿分级作业，粒度为-〇.〇74mtn占55%的一段旋流器闭路磨矿分级的溢流给入一次铜、铁混合浮选作业和磁选作业，磁选作业精矿一并给入二段旋流器闭路磨矿分级作业，-0.074mm占95%的二段旋流器闭路磨矿分级的溢流给入由离心机组成的重选作业，重选作业的精矿给入二次铜、铁分离浮选作业，所述的二次铜、铁分离浮选作业采用连续四次精浮选作业，最终获得铜精矿。2.根据权利要求1所述的铜矿的提质降杂工艺，其特征在于，所述的浮选作业为正浮选作业，采用一次粗浮选+—次精浮选+二次扫浮选流程，一次粗浮选的泡沫精矿给入一次精浮选，粗浮选的底流尾矿给入一次扫浮选，一次扫浮选的底流尾矿给入二次扫浮选，一次精浮选的底流尾矿和一次扫浮选的泡沫精矿返回粗浮选，二次扫浮选泡沫精矿返回一次扫浮选，一次精浮选泡沫精矿作为磁选作业的给矿，其铜品位为14%，铜回收率为97%，铁品位为12%。3.根据权利要求2所述的铜矿的提质降杂工艺，其特征在于，在所述的一次粗浮选中加入I000gt^r的脉石抑制剂水玻璃，2〇〇gt^r的捕收剂丁黄药、25gw的起泡剂2#油;在一次精浮选中加入5〇〇gt^r的脉石抑制剂水玻璃，或将一次粗浮选中加入的脉石抑制剂水玻璃加入到一段旋流器闭路磨矿分级作业的磨机中。4.根据权利要求2所述的铜矿的提质降杂工艺，其特征在于，所述的磁选作业采用一次强磁粗选和强磁扫选，是将铜品位为14%，铜回收率为97%，铁品位为12%的一次精浮选泡沫精矿一次强磁粗选，一次强磁粗选的场强为8000GS，强磁扫选的场强为6000GS，强磁粗选的尾矿给入强磁扫选，强磁扫选的精矿和强磁粗选的精矿合并为铜品位为15.4%，铜回收率为95%，铁品位为4.5%的磁选作业精矿。5.根据权利要求1所述的铜矿的提质降杂工艺，其特征在于，所述的重选作业采用一次离心机粗选+连续两次离心机精选作业流程，一次离心机粗选的精矿给入一次离心机精选，一次离心机精选的精矿给入二次离心机精选，一次离心机及二次离心机精选的尾矿返回一次离心机粗选，二次离心机精选精矿作为二次铜、铁分离浮选作业的给矿，其铜品位为22.5%、铜回收率为91%、铁品位为4.2%。6.根据权利要求5所述的铜矿的提质降杂工艺，其特征在于，所述的一次离心机粗选+连续两次离心机的转速为400〜500rmin。7.根据权利要求1所述的铜矿的提质降杂工艺，其特征在于，所述的连续四次精浮选作业为二次精浮选，三次精浮选、四次精浮选和五次精浮选，连续四次精浮选作业依次加入40^1:翁％30^1:錄广、40^1:錄；\15^1:纟纪的脉石抑制剂水玻璃，15^1:錄广、12^1:錄％90邑城广、3〇gt^r的铁矿物抑制剂玉米淀粉，和18〇gt錄r、15〇gt^r、12〇gt獅n80gt錄r的铜矿物捕收剂丁黄药，二次精浮选的泡沫精矿给入三次精浮选，三次精选的泡沫精矿给入四次精选，四次精选的泡沫精矿给入五次精浮选，五次精浮选的精矿为最终铜精矿，其铜品位为32%、铜回收率为88%、铁品位为3.2%，铁回收率7.3%，产率6.88%，五次精浮选的底流尾矿返回三次精浮选、四次精浮选的底流尾矿返回二次精浮选、三次精浮选底流尾矿和离心粗选的尾矿一并返回一次精浮选，二次扫浮选的尾矿，强磁扫选的尾矿和二次精浮选的底流尾矿为最终尾矿，尾矿的铜品位为0.32%、铜回收率为12%、铁品位为2.99%、铁回收率为92.7%、产率为93.12%。

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